NO750275L - - Google Patents
Info
- Publication number
- NO750275L NO750275L NO750275A NO750275A NO750275L NO 750275 L NO750275 L NO 750275L NO 750275 A NO750275 A NO 750275A NO 750275 A NO750275 A NO 750275A NO 750275 L NO750275 L NO 750275L
- Authority
- NO
- Norway
- Prior art keywords
- metals
- platinum
- gold
- salts
- aqua regia
- Prior art date
Links
- BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N platinum Substances [Pt] BASFCYQUMIYNBI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 74
- 239000010931 gold Substances 0.000 claims description 48
- KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N Palladium Chemical compound [Pd] KDLHZDBZIXYQEI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 41
- 229910052697 platinum Inorganic materials 0.000 claims description 41
- 229910052737 gold Inorganic materials 0.000 claims description 35
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims description 33
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims description 33
- PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N gold Chemical compound [Au] PCHJSUWPFVWCPO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 32
- 239000010948 rhodium Substances 0.000 claims description 30
- QZPSXPBJTPJTSZ-UHFFFAOYSA-N aqua regia Chemical compound Cl.O[N+]([O-])=O QZPSXPBJTPJTSZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 25
- -1 platinum metals Chemical class 0.000 claims description 23
- 238000002386 leaching Methods 0.000 claims description 19
- 229910052703 rhodium Inorganic materials 0.000 claims description 19
- MHOVAHRLVXNVSD-UHFFFAOYSA-N rhodium atom Chemical compound [Rh] MHOVAHRLVXNVSD-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 18
- 238000000034 method Methods 0.000 claims description 17
- 229910052763 palladium Inorganic materials 0.000 claims description 17
- 229910052741 iridium Inorganic materials 0.000 claims description 14
- 229910052707 ruthenium Inorganic materials 0.000 claims description 14
- KJTLSVCANCCWHF-UHFFFAOYSA-N Ruthenium Chemical compound [Ru] KJTLSVCANCCWHF-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 13
- GKOZUEZYRPOHIO-UHFFFAOYSA-N iridium atom Chemical compound [Ir] GKOZUEZYRPOHIO-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 13
- 150000002739 metals Chemical class 0.000 claims description 12
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims description 12
- VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N Hydrochloric acid Chemical compound Cl VEXZGXHMUGYJMC-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 10
- 238000000137 annealing Methods 0.000 claims description 9
- GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N Nitric acid Chemical compound O[N+]([O-])=O GRYLNZFGIOXLOG-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 8
- 239000010953 base metal Substances 0.000 claims description 8
- 229910017604 nitric acid Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 claims description 8
- VLTRZXGMWDSKGL-UHFFFAOYSA-N perchloric acid Chemical class OCl(=O)(=O)=O VLTRZXGMWDSKGL-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 7
- 229910052784 alkaline earth metal Inorganic materials 0.000 claims description 4
- 238000009835 boiling Methods 0.000 claims description 4
- 150000001342 alkaline earth metals Chemical class 0.000 claims description 3
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 claims description 2
- 239000008247 solid mixture Substances 0.000 claims description 2
- 238000000354 decomposition reaction Methods 0.000 claims 1
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 claims 1
- 238000000926 separation method Methods 0.000 description 15
- 239000000706 filtrate Substances 0.000 description 13
- CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L Sodium Carbonate Chemical compound [Na+].[Na+].[O-]C([O-])=O CDBYLPFSWZWCQE-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 10
- 239000011133 lead Substances 0.000 description 10
- 239000002244 precipitate Substances 0.000 description 9
- VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N Silicium dioxide Chemical compound O=[Si]=O VYPSYNLAJGMNEJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 8
- 230000004907 flux Effects 0.000 description 8
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 6
- 239000000463 material Substances 0.000 description 5
- 229910000029 sodium carbonate Inorganic materials 0.000 description 5
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 4
- BDAGIHXWWSANSR-UHFFFAOYSA-N methanoic acid Natural products OC=O BDAGIHXWWSANSR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 4
- 238000010992 reflux Methods 0.000 description 4
- 239000000377 silicon dioxide Substances 0.000 description 4
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 3
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 description 3
- 238000002474 experimental method Methods 0.000 description 3
- 150000002611 lead compounds Chemical class 0.000 description 3
- 229910000510 noble metal Inorganic materials 0.000 description 3
- 235000012239 silicon dioxide Nutrition 0.000 description 3
- OSWFIVFLDKOXQC-UHFFFAOYSA-N 4-(3-methoxyphenyl)aniline Chemical compound COC1=CC=CC(C=2C=CC(N)=CC=2)=C1 OSWFIVFLDKOXQC-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N Nickel Chemical compound [Ni] PXHVJJICTQNCMI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 2
- QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N Sulfuric acid Chemical compound OS(O)(=O)=O QAOWNCQODCNURD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 150000003841 chloride salts Chemical class 0.000 description 2
- 238000003776 cleavage reaction Methods 0.000 description 2
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 description 2
- 235000019253 formic acid Nutrition 0.000 description 2
- 229940046892 lead acetate Drugs 0.000 description 2
- HTUMBQDCCIXGCV-UHFFFAOYSA-N lead oxide Chemical compound [O-2].[Pb+2] HTUMBQDCCIXGCV-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- HWSZZLVAJGOAAY-UHFFFAOYSA-L lead(II) chloride Chemical compound Cl[Pb]Cl HWSZZLVAJGOAAY-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 2
- 239000007788 liquid Substances 0.000 description 2
- 238000002844 melting Methods 0.000 description 2
- 230000008018 melting Effects 0.000 description 2
- 230000007017 scission Effects 0.000 description 2
- 238000003756 stirring Methods 0.000 description 2
- MFEVGQHCNVXMER-UHFFFAOYSA-L 1,3,2$l^{2}-dioxaplumbetan-4-one Chemical compound [Pb+2].[O-]C([O-])=O MFEVGQHCNVXMER-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- KEQXNNJHMWSZHK-UHFFFAOYSA-L 1,3,2,4$l^{2}-dioxathiaplumbetane 2,2-dioxide Chemical compound [Pb+2].[O-]S([O-])(=O)=O KEQXNNJHMWSZHK-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N Calcium oxide Chemical compound [Ca]=O ODINCKMPIJJUCX-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N Copper Chemical compound [Cu] RYGMFSIKBFXOCR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- BDAGIHXWWSANSR-UHFFFAOYSA-M Formate Chemical compound [O-]C=O BDAGIHXWWSANSR-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 229910000003 Lead carbonate Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910000978 Pb alloy Inorganic materials 0.000 description 1
- BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N Silver Chemical compound [Ag] BQCADISMDOOEFD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N Sulfur Chemical compound [S] NINIDFKCEFEMDL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 238000010306 acid treatment Methods 0.000 description 1
- 238000005275 alloying Methods 0.000 description 1
- 238000005349 anion exchange Methods 0.000 description 1
- 229910021538 borax Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000003610 charcoal Substances 0.000 description 1
- 239000003153 chemical reaction reagent Substances 0.000 description 1
- 150000001805 chlorine compounds Chemical class 0.000 description 1
- 229910052802 copper Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000010949 copper Substances 0.000 description 1
- 230000000994 depressogenic effect Effects 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000007865 diluting Methods 0.000 description 1
- 239000010436 fluorite Substances 0.000 description 1
- IXCSERBJSXMMFS-UHFFFAOYSA-N hcl hcl Chemical compound Cl.Cl IXCSERBJSXMMFS-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 150000004679 hydroxides Chemical class 0.000 description 1
- 229910000464 lead oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- PIJPYDMVFNTHIP-UHFFFAOYSA-L lead sulfate Chemical compound [PbH4+2].[O-]S([O-])(=O)=O PIJPYDMVFNTHIP-UHFFFAOYSA-L 0.000 description 1
- XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N lead(ii) sulfide Chemical compound [Pb]=S XCAUINMIESBTBL-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000000155 melt Substances 0.000 description 1
- 229910052759 nickel Inorganic materials 0.000 description 1
- 229910052762 osmium Inorganic materials 0.000 description 1
- SYQBFIAQOQZEGI-UHFFFAOYSA-N osmium atom Chemical compound [Os] SYQBFIAQOQZEGI-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 1
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 1
- 229910003445 palladium oxide Inorganic materials 0.000 description 1
- 150000003057 platinum Chemical class 0.000 description 1
- 238000001556 precipitation Methods 0.000 description 1
- 239000000047 product Substances 0.000 description 1
- 239000002994 raw material Substances 0.000 description 1
- 230000000717 retained effect Effects 0.000 description 1
- 229910052709 silver Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000004332 silver Substances 0.000 description 1
- HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M silver monochloride Chemical compound [Cl-].[Ag+] HKZLPVFGJNLROG-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 239000010802 sludge Substances 0.000 description 1
- 239000011734 sodium Substances 0.000 description 1
- XUXNAKZDHHEHPC-UHFFFAOYSA-M sodium bromate Chemical compound [Na+].[O-]Br(=O)=O XUXNAKZDHHEHPC-UHFFFAOYSA-M 0.000 description 1
- 239000004328 sodium tetraborate Substances 0.000 description 1
- 235000010339 sodium tetraborate Nutrition 0.000 description 1
- 150000004763 sulfides Chemical class 0.000 description 1
- 239000011593 sulfur Substances 0.000 description 1
- 229910052717 sulfur Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
Fremgangsmåte for separering og anrikning av blandinger av platinametaller og gull.
Den foreliggende oppfinnelse vedrører en fremgangsmåte for separering og anrikning av platinametaller og gull, nærmere be-stemt separering av rhodium fra platina, palladium og/eller gull.
Vanligvis forekommer fem platinametaller, nemlig platina, palladium, iridium, ruthenium og rhodium, sammen med gull i nat-uren, og disse grunnstoffer må separeres fra hverandre og anrikes for å være anvendbare i handel eller industri. Vanligvis gjennom-føres en begynnende separering av disse grunnstoffer i to grupper ved å behandle grunnblandingen, som vanligvis er en matteutlutings-rest eller slam, med kongevann, idet i dette tilfelle platina, palladium og gull løses, mens iridium, ruthenium og rhodium stort sett blir tilbake i resten fra denne behandling. De to grupper av metaller som derved oppnås underkastes deretter vanligvis lange og kompliserte separeringsprosesser for å separere og anrike de enkelte metaller.
De to grupper som således oppnås er ofte ikke separert så godt som ønskelig. Særlig finnes ofte betydelige mengder platina, palladium og gull sammen med rhodium, iridium og ruthenium. Videre er uønsket store mengder silisiumdioksyd og uedle metaller generelt nærværende i gruppen som består av rhodium, iridium og ruthenium .
Formålet med den foreliggende oppfinnelse er å frembringe
en fremgangsmåte for behandling av blandinger av platinametaller og gull, hvorved det bevirkes forbedret separering av de to hoved-grupper, dvs. Pt, Pd og Au på den ene side og Rh, Ir, og Ru på den annen side og hvorved det også vil oppnås bedre utbytter og/eller et renere rhodium.
Ifølge oppfinnelsen er det frembrakt en fremgangsmåte for behandling av en blanding av platinametaller og gull, hvor blandingen omfatter rhodium sammen med minst ett av metallene platina, palladium og gull, og eventuelt iridium og ruthenium, og fremgangsmåten kjennetegnes ved følgende trinn:
a) behandling av do nærværende metaller til dannelse av enten deres halogenidsalter eller perkloratsalter, b) gløding av saltene ved en temperatur på fra 575 til 625°C i et tidsrom som er tilstrekkelig til å bevirke spalting av saltene, samt c) utluting av gløderesten med kongevann for å løse platina, palladium og gull i resten og etterlate rhodium, iridium og ruthenium i uløst tilstand.
Ifølge ytterligere trekk ved fremgangsmåten forbehandles blandingen-for å fjerne eventuelle jordalkalimetaller eller uedle metaller, oppnås saltene av metallene som skal frembringes ved å inndampe til tørr tilstand en kongevannutlutingsløsning som er oppnådd ved utluting av en fast blanding av platinametaller og gull, utføres glødingen ved ca. 600°C, samt utføres den etterfølg-ende kongevannutluting ved først å koke gløderesten med konsentrert saltsyre og deretter tilsette riktig mengde konsentrert salpetersyre til dannelse av kongevann.
Fjerningen av jordalkalimetaller og uedle metaller kan hen-siktsmessig utføres ved å smelte platinametallene og gullet med en blyforbindelse, et reduksjonsmiddel om nødvendig samt et flussmiddel til dannelse av en legering av platinametallene, gull og bly, fjerne det dannete slagg og deretter utlute legeringen med salpetersyre for å fjerne blyet.
Det er iakttatt at dannelsen av en slik legering resulterer i at silisiumdioksyd og uedle metaller fjernes i større grad enn ifølge andre, kjente fremgangsmåter.
Legeringsdannelsen gjennomføres fortrinnsvis ved en temperatur på mellom 1100 og 1200°C. Blyforbindelsen er fortrinnsvis bly-oksyd, men ville også kunne være for eksempel blykarbonat, bly-sulfid, blysulfat eller blyacetat. Flussmidlet bør være et basisk flussmiddel, såsom natriumkarbonat, fortrinnsvis blandet med et smeltepunktnedsettende middel, såsom boraks eller fluss-spat. Re-duksjonsmidlet som er nødvendig i mange tilfeller er fortrinnsvis trekull. Når det anvendes blyacetat eller blyformiat som blyforbindelse, er det ikke nødvendig med et reduksjonsmiddel.
For at oppfinnelsen kan forstås lettere, vil det i det etter-følgende bli beskrevet eksempler på denne, anvendt på to separa-sjonsprosesser under henvisning til den medfølgende tegning som viser et flytdiagram som angir hovedsepareringstrinnene ifølge oppfinnelsen.
Eksempel 1
Generelt frembringes konsentrater av platinametaller og gull i form av matteutlutingsrester'eller sligger, og platinametallene og gullet bearbeides fra dette trinn for å separere og anrike dem.
Ifølge eksemplet behandles en matteutlutingssligg som inne-holder platinametaller og gull ifølge den etterfølgende generelle fremgangsmåte som også angir resultatene for et spesifikt eksempel hvor mengdene av forskjellige reagenser er angitt i parentes.
Sliggen som ble anvendt som råstoff ifølge denne utførelses-form inneholdt følgende:
Først ble 2,5 kg sligg røstet i en luftstrøm ved 600°C i to timer for å omdanne eventuelle sulfider og fritt svovel til oks-yder på et trinn 1.
Det røstete materiale ble kokt på et trinn 2 i to timer med 20 prosentig H2S04(3 1) med tilbakeløp under omrøring, avkjølt til 55°C og filtrert for å løse hovedmengden av de tilstedevær-ende uedle metaller.
Kalsiumoksyd (CaO) ble tilsatt til filtratet på et trinn 3 for å utfelle alt nikkel, kobber, platinametaller og gull i filtratet. Denne utfelling ble beholdt og inneholdt 30 mg platina, 100 mg palladium, 10 mg gull, 50 mg rhodium og 40 mg iridium. I praksis ville denne utfelling bli sirkulert til en mattesmelter.
Resten som ble oppnådd etter svovelsyrebehandlingen ble deretter utlutet på et trinn 4 med kongevann (1^ 1) i tre timer.
Denne utluting med kongevann og alle etterfølgende utlutinger med kongevann ble gjennomført på følgende måte: Materialet ble kokt sammen med den nødvendige mengde saltsyre (HCl) med tilbakeløp i tretti minutter. Den nødvendige mengde salpetersyre (HNO^) ble deretter langsomt tilsatt over en periode på seksti minutter. Blandingen fekk deretter koke resten av tiden, dvs. i en og en halv time. Dette ble gjort for å løse visse pall-adiumoksyder som blir passive i nærvær av salpetersyre.
Natriumbromat (NaBrO^) (30 g) ble deretter tilsatt til løs-ningen som fikk koke i ytterligere tretti minutter etter tynning av løsningen med vann (1,5 - 3 1) for å oksydere platinametallene og gullet til deres høyeste, stabile oksydasjonstrinn. pH ble deretter regulert til 6,5 med natriumkarbonat (60°C) (1 kg) for å felle ut alle metallene unntatt platina som deres hydroksyder. Løsningen fikk stå i tretti minutter og ble deretter filtrert under vakuum. Platina ble fjernet på denne måte for å minske med omtrent 50% hovedmengden av platinametaller og gull som skulle underkastes blylegeringsdannelse.
Til filtratet (90% platina (Pt) i tilførselen) ble det tilsatt maursyre (0,2 1) på et trinn 5, og løsningen ble kokt med til-bakeløp under omrøring i fem timer. Natriumkarbonat (NaCO^) (0,3 kg) ble trinnvis tilsatt på et trinn 6 over et tidsrom på en time inn-til en pH på 5 var oppnådd. Løsningen ble deretter kokt i ytterligere seksti minutter, avkjølt til 60°C og filtrert under vakuum. Trinnene 5 og 6 ble gjennomført for å felle ut platina i løsningen.
Filtratet ble ført over en anionbytterkolonne på et trinn 7 og den utstrømmende væske fjernet. Denne væske inneholdt 100 mg Pt, 10 mg Pd, 10 mg Au, 1 mg Rh og 2 5 mg Ir.
Utfellingen ble løst på et trinn 8 i kongevann (11), av-kjølt og filtrert. Den oppnådde rest var sølvklorid (AgCl) .
Dette kongevannfiltrat inneholdt hovedmengden av platina. Dette platina ble sammenført med hovedmengden av palladium og gull som beskrevet i det etterfølgende, og separering av disse platinametaller ble gjennomført ved separat separering. Dette vil ikke bli beskrevet her idet det er uvedkommende for de grunnleggende separeringstrinn ifølge oppfinnelsen.
Den oppnådde rest/utfelling fra den første utluting med kongevann og utfellingen med natriumkarbonat på trinn 4 (1400 g) ble blandet med et flussmiddel A og et flussmiddel B som vil bli angitt nedenfor, og smeltet på et trinn 9 i syttifem minutter ved 1140°C. Det ble anvendt 2,5 kg av flussmiddel A pr. kg rest og 335 g av flussmiddel B pr. 100 g platinametaller + Au som skulle opp-samles. Disse flussmidler hadde følgende sammensetninger:
FLUSSMIDDEL A (aktivt flussmiddel) (3,5 kg)
FLUSSMIDDEL B (Samler)
Det smeltete materiale ble helt i jernformer hvor det fikk kjølne. Blykulene som derved ble oppnådd ble separert fra slaggen, og slaggen ble formalt og beholdt, men ville i praksis blitt ført tilbake til mattesmelteren. Slaggen inneholdt 520 mg Pt, 230 mg Pd, 4 5 mg Au, 24 mg Rh, 4 5 mg Ru (ruthenium) og 5 mg Ir.
Det ble funnet at ifølge denne fremgangsmåte kunne jord-alkaliemetallsalter, uedle metaller og avgang fjernes effektivt fra platinametallene og gull. Den gjør også platina, palladium og gull løselig i kongevann, rhodium og iridium delvis løselig og ruthenium uløselig.
Blykulene ble formalt og deretter kokt på et trinn lo i fem timer med tilbakeløp med 20 prosentig HNO^ (5,5 1) for å fjerne bly. Løsningen ble avkjølt til 55°C og filtrert under vakuum. Resten ble tilført til et etterfølgende utlutingstrinn med kongevann som er antydet som et trinn 11.
Maursyre (0,05 1) ble tilsatt på et trinn 12 til filtratet fra salpetersyreutlutingen på trinn 10, og pH ble regulert til 2,0 med natriumkarbonat Na2CO^(0,3 kg) for å felle ut ethvert platinametall og gull som ble løst av salpetersyren. Løsningen ble deretter omrørt i fem timer ved romtemperatur og filtrert under vakuum.
Den oppnådde utfelling ble kombinert med resten fra salpetersyreutlutingen på trinn 10 og tilført til kongevannutlutingen på trinn 11. NH^OH ble tilsatt på et trinn 13 til filtratet, for å felle ut blyet og ethvert platinametall + Au som var til stede, og denne utfelling ble tørket og glødet, og ville i praksis blitt ført tilbake til blysmeltingstrinnet 9.
Den kombinerte rest/utfelling ble kokt på trinn 11 med kongevann (0,75 1) i tre timer med tilbakeløp. Løsningen ble avkjølt til 55°C og filtrert under vakuum. Resten utgjorde en del av tilfør-selen til prosessen for separering av rhodium, iridium og ruthenium fra hverandre. Denne rest inneholdt 850 mg Pt, 700 mg Pd, 100 mg Au, 5000 mg Rh, 14720 mg Ru og 1420 mg Ir. De edle metaller ut-gjør vanligvis omtrent 50% av dette metallkonsentrat, idet resten er blyklorid (PbCl2).
Til filtratet fra kongevannutlutingen på trinn 11 ble det
på et trinn 14 tilsatt den støkiometriske mengde H2SO^pluss et overskudd på 10% (100 ml 50 prosentig H2S04) for å felle ut bly som var til stede i løsningen. Løsningen ble kokt i tretti minutter, avkjølt til 55°C og filtrert.
Det utfelte blysulfat ble glødet på et trinn 15 til sølver-glød (PbO) og var ferdig til å bli resirkulert til blysmeltingstrinnet.
Filtratet fra blyutfellingstrinnet ble inndampet til tørr tilstand på et trinn 16, og kloridsaltene som derved ble oppnådd ble glødet ved 600°C i to timer. Denne temperatur ble funnet å være viktig for å holde rhodiumet i resten uløselig i kongevann og likevel oppnå god spalting av metallene. Gløding av saltene ved en temperatur på mellom 57 5 og 6 25°C er funnet å være effektivt, men under dette område forblir rhodiumet i uønsket grad i løselig form, mens gløding over dette område resulterer i at økende mengder palladium gjøres uløselige.
Det glødete produkt ble deretter kokt på et trinn 17 med kongevann (0,75 1) med tilbakeløp i tre timer. Løsningen ble av-kjølt og filtrert under vakuum.
Resten ble kombinert med resten fra kongevannutlutingen på trinn 11 som ble gjennomført etter legeringsdannelse for å danne en kombinert tilførsel for separeringen av de sekundære platinametaller, nemlig rhodium, ruthenium og iridium og hadde et platinametall- og gullinnhold på 1130 mg Pt, 850 g Pd, 120 mg Au, 7480 mg Rh, 14920 mg Ru og 1720 mg Ir.
Filtratet som ble oppnådd ved den siste kongevannutluting
på trinn 17 ble kombinert med det som ble oppnådd ved kongevannutlutingen på trinn 8 som ble utført på metallene som ble løst på det første utlutingstrinn 4 for å frembringe en tilførsel til se-parer ingsprosessene for platina, palladium og gull. Denne tilfør-sel hadde et platinametall- og gullinnhold på 171.210 mg Pt, 74.790 mg Pd, 14.560 mg Au, 200 mg Rh, 25 mg Ru og 210 mg Ir.
Eksempel 2
'En kongevannløsning som inneholdt 17150 mg Pt, 74940 mg Pd, 14580 mg Au, 2680 mg Rh, 225 mg Ru og 321 mg Ir ble inndampet til tørr tilstand i en silisiumdioksydskål.
De således oppnådde kloridsalter ble glødet ved 600°C i to timer.
Den glødete rest ble deretter kokt med 600 ml konsentrert HC1 med tilbakeløp i tretti minutter, hvoretter 200 ml konsentrert HNO^ble tilsatt til blandingen, og løsningen ble kokt i ytterligere 120 minutter.
Løsningen fikk deretter kjølne og ble filtrert under vakuum.
Resten, som inneholdt 280 mg Pt, 150 mg Pd, 20 mg Au, 2600 mg Rh, 200 mg Ru og 300 mg Ir, ble deretter bearbeidet for separeringen og anrikningen av rhodium, ruthenium og iridium, mens filtratet, som inneholdt 16870 mg Pt, 74790 mg Pd, 14560 mg Au, 80 mg Rh, 25 mg Ru og 21 mg Ir ble bearbeidet for separeringen og anrikningen av Pt, Pd og Au.
Eksempel 3
Et materiale som inneholdt 3390 mg Pt, 2550 mg Pd, 360 mg Au, 22440 mg Rh, 44760 mg Ru og 5160 mg Ir ble smeltet med ti ganger dets egen vekt med NaHSG^.f^O ved 600°C i én time i et silisium-dioksydkar.
Smeiten ble deretter løst i fire liter 1 : 1 saltsyre.
Løsningen ble deretter filtrert for fjerning av de metaller som ikke var oppløst ved den ovenfor beskrevne behandling.
Filtratet inneholdt 300 mg Pt, 200 mg Pd, 20 mg Au, 19500 mg Rh, 60 mg Ru og 40 mg Ir. Filtratet ble deretter brakt til å koke, og 15 g NaBrO^ble tilsatt. Løsningens pH ble deretter regulert til 8,5 med Na2C02og filtrert.
Utfellingen fra det ovenfor beskrevne, som inneholdt 100 mg Pt, 1980 mg Pd, 0 mg Au, 19400 mg Rh, 60 mg Ru og 40 mg Ir, ble deretter løst i 100 ml konsentrert HCl og inndampet til tørr tilstand ved 600°C i to timer.
Det glødete materiale ble deretter utlutet med 100 ml kongevann som i eksempel 2 for å løse Pt og Pd.
Resultatene fra forsøket er angitt i tabellen nedenfor.
Eksempel 4
Forsøket ifølge dette eksempel var likt forsøket ifølge eksempel 2 med unntakelse av at kongevannutlutingen som inneholdt de edle metaller ble inndampet til tørr tilstand i nærvær av 200 ml 70 prosentig perklorsyre for å omdanne klorider av de edle metaller til perkloratsalter.
Som i eksempel 2 ble mer enn 96% av rhodiumet separert fra Pt, Pd og Au.
Det vil derfor forstås at anvendelse av den foreliggende oppfinnelse gjør det mulig å skille de to platinametallgrupper og gull effektivt fra hverandre og fra uedle metaller og avgang i det opprinnelige materiale. Også når osmium er nærværende anses det at fremgangsmåten vil funksjonere effektivt.
Claims (6)
1. Fremgangsmåte for behandling av en blanding av platinametaller og gull, hvor blandingen omfatter rhodium sammen med minst ett av metallene platina, palladium og gull, og eventuelt iridium og ruthenium, karakterisert ved følgende trinn:
a) behandling av de nærværende metaller til dannelse av enten deres halogenidsalter eller perkloratsalter,
b) gløding av saltene ved en temperatur på fra 575 til 625°C i et tidsrom som er tilstrekkelig til å bevirke spalting av saltene, samt
c) utluting av gløderesten med kongevann for å løse platina, palladium og gull i resten og etterlate rhodium, iridium og ruthenium i uløst tilstand.
2. Fremgangsmåte i samsvar med krav 1, karakterisert ved at blandingen forbehandles for å fjerne eventuelle jordalkalimetaller eller uedle metaller.
3. Fremgangsmåte i samsvar med krav 1 eller 2, karakterisert ved at saltene av metallene oppnås ved inndamp-ing til tørr tilstand av en kongevannutlutingsløsning som er frembrakt ved utluting av en fast blanding av platinametaller og gull.
4. Fremgangsmåte i samsvar med krav 3, karakterisert ved at kongevannutlutingsløsningen inndampes til tørr tilstand i nærvær av perklorsyre.
5. Fremgangsmåte i samsvar med et av de foregående krav, karakterisert ved at glødingen utføres ved ca. 600°C.
6. Fremgangsmåte i samsvar med et av de foregående krav, karakterisert ved at utlutingen med kongevann etter glødingen av saltene utføres ved å først koke gløderesten med den nødvendige mengde konsentrert saltsyre og deretter tilsette riktig mengde konsentrert salpetersyre til dannelse av kongevann.
Applications Claiming Priority (2)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
ZA725489A ZA725489B (en) | 1972-08-10 | 1972-08-10 | Improvements in or relating to the separation and purification of platinum group metals and gold |
NO733140A NO134876C (no) | 1972-08-10 | 1973-08-07 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
NO750275L true NO750275L (no) | 1974-02-12 |
Family
ID=26647490
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
NO750275A NO750275L (no) | 1972-08-10 | 1975-01-30 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
NO (1) | NO750275L (no) |
-
1975
- 1975-01-30 NO NO750275A patent/NO750275L/no unknown
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US4135923A (en) | Extraction of metals | |
US20120067169A1 (en) | Method for processing precious metal source materials | |
NO156655B (no) | Fremgangsmaate for ekstraksjon av edelmetaller fra konsentrater. | |
US4002544A (en) | Hydrometallurgical process for the recovery of valuable components from the anode slime produced in the electrolytical refining of copper | |
NO158106B (no) | Fremgangsmaate for behandling av en vandig opploesning inneholdende edelmetaller og uoenskede elementer. | |
CA2396445C (en) | Process for refining silver bullion with gold separation | |
JP6810887B2 (ja) | セレン、テルル、および白金族元素の分離回収方法 | |
US4188362A (en) | Process for the treatment of platinum group metals and gold | |
NO129913B (no) | ||
JPS5952218B2 (ja) | 銅電解スライムよりの金の回収法 | |
JPS6153103A (ja) | 粗二酸化テルルから高純度テルルを回収する方法 | |
FI58350C (fi) | Foerfarande foer separering av palladium fraon en blandning av metaller tillhoerande platinagruppen | |
US3876747A (en) | Separation and purification of iridium | |
US3997337A (en) | Separation and/or purification of precious metals | |
NO134876B (no) | ||
US20120144959A1 (en) | Smelting method | |
CA1068116A (en) | Process for the treatment of platinum group metals and gold | |
US3920789A (en) | Separation of pgm's from each other and from gold | |
RU2066698C1 (ru) | Способ извлечения золота и серебра из отходов электронной и электротехнической промышленности | |
NO750275L (no) | ||
NO116564B (no) | ||
US3920790A (en) | Separating and purification of platinum group metals and gold | |
CN112575192A (zh) | 一种铋银锌渣电解分离提取有价金属的方法 | |
JPH10280059A (ja) | 貴金属合金からの金と銀の分離方法 | |
US1634497A (en) | Metallurgical process |